1511低位放顶煤综采工作面作业规程.doc

第一章工作面概况一、 工作面位置及井上下关系表11工作面概况表概况煤层名称15#水平名称+1012采区名称一采区工作面名称1511地面标高（m）+1350 +1467工作面标高（m）+970+1033地面位置地面大部分为退耕还林的山地、少部分为山沟中的小块农田。井下位置及四邻采掘情况该工作面的北部为一采区回风下山、南部为井田边界、西部为1513工作面、东部为15#煤层回风巷，介于纬线40998004101600、经线718100708400走向长（m）990倾向长（m）120倾角°8-10面积（m2）89640二、煤层赋存及煤质：开采15#煤层，煤质为贫瘦煤，容重为1.5t/m3。三、顶底板情况（见表12）。（详见附图一：煤层柱状图）表12 煤层顶底板情况顶板名称岩石名称厚度岩性特征老顶细粒砂石12灰黑色,厚层状,含云母及植物炭化茎,断口不平坦。直接顶泥岩1.3灰黑色，块状，质均，含有植物炭化茎，伪顶碳质泥岩00.3黑色不稳定直接底砂泥岩互层3.0上部为粉砂岩，下部为泥岩，性脆老底粉砂岩7.0黑色，性脆，见云母，断口不平四、地质构造主要情况1511工作面总体呈走向南北，倾向东西，小褶曲构造发育，巷道呈波浪状起伏，巷内未揭露断层构造。五、水文地质情况及防治水措施（见表13）表13 水文地质情况及防治水措施水文地质情况工作面开采15#煤层。在初次放顶后会有淋水或小股涌水。正常涌水量约1.5m3 /h，最大涌水量约2.3m3 /h。防治水措施采前应先进行探放水，回采时应备好排水设施。六、影响回采的其它地质情况（见表14）表14 影响回采的其它地质情况影响回采的其它地质情况瓦斯低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量3m3/min煤尘煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为21%煤层自燃煤层具有自燃发火倾向，自然发火期30天地温工作面无地热异常地压情况正常普氏硬（ f ）老 顶直接顶直接底31.62七、巷道布置和工作面参数1、巷道布置1511工作面由运输巷、材料巷、切眼组成完整的生产系统。运输巷与材料巷方位为270°，切眼与两顺槽垂直，方位180°。1511运输巷通过上仓皮带主井皮带下山与主斜井，构成运煤系统；通过联络巷与材联巷和主皮带运输巷联通构成进风、行人、运料系统。（巷道特征见表15）表15 巷道特征项目名称净宽（m）净高（m）净断面积（m2）长度（m）断面形状支 护形 式运输巷4.02.811.76932矩形锚杆锚索联合支护材料巷3.6310.8961矩形锚杆锚索联合支护切眼6.52.618.4673矩形锚杆锚索联合支护（详见附图二：运输巷道断面及支护形式图）（详见附图三：材料巷道断面及支护形式图）2、工作面基本参数（见表16）序号项目单位参数1工作面长度m1202顺槽长度m9903煤层厚度m5.24煤层倾角°8-105容重t/m31.56面积m21188007工业储量t8750008可采储量t7700009回采率%88表16工作面基本参数第二章采煤方法一、采煤方法1、采煤工作面参数（见表21）表21采煤工作面参数采煤方法长壁式综合机械化低位放顶煤全部垮落采煤法底分层采高/m2.3循环进度/m0.6底分层采出率/m95%放顶煤区段/m111顶煤厚度/m2.9顶煤采出率/m78%工作面长度/m120采放比11.26留设底煤厚度/m0.20.3层位控制顶板放煤步距/m0.6，一采一放循环产量/t470工作面推进方向由南向北推进2、可采期计算（1）割一刀煤所需时间 L T d = + T0 Vg 式中：T0 移排头架时间，T0 = 50 min L 工作面长度，L = 120 mVg 采煤机割煤速度，Vg = 1.5m / min（平均值） T d = 120/1.5 + 50= 130 min注：放煤时间：采煤机割工作面前（后）半部的煤、前（后）半部移排头架、联网与清理端头三角口浮煤时间，均为放工作面后（前）半部煤的时间。（2）班循环个数N=（TT1T2）K / Td式中：T 班作业时间，T = 8 h T1 交接班时间，T1 = 0.5 h T2 搞质量标准化，T2= 0.8 h K 生产不均衡系数，取K = 0.8N =（80.5-0.8）×0.8×60 / 130 2即班循环个数为2个。（3）循环产量a循环割煤量：Qg = LMBrC式中：M 采高 M = 2.3m B 截深 B = 0.6 m r 煤层密度 r = 1.5 t / m3C 割煤回采率 C = 95%Qg = 120×2.3×0.6×1.5×0.95 244（t）b循环放煤量QF = LhBrC式中：L 放煤长度，机头、尾过渡架处不放煤，L= 111 m h 放煤高度，h = 2.9m C 放煤回采率，C=78 %QF = 111×2.9×0.6×1.5×0.78 226（t）c循环产量Q0 = Qg+ QF = 244 + 226= 470（t）（4）日产量Qr = 2NQ0 = 2×2×470 =1880 （t）（5）月产量QY = 30Qr = 30×1880= 56400 （t）（6）可采期Tk = 可采储量 / QY = 638595/56400 11（月）二、采放煤工艺1、进刀方式（表22）进刀方式端部斜切进刀进刀段1522号支架2、采煤工艺流程上(下)移架上(下)割煤交接班端部斜切进刀返空刀放 煤设备空载联合试转端头维护推移后部输送机推移前部输送机清理浮煤拉移后部机尾（机头）推移前部机头（机尾）3、回采工艺流程的逐项说明（1）交接班（表23）交接班组交接班内容、事项生产班之间向接班人员交代清楚本班设备运行和工作情况及应该记录的情况生产班与检修班之间生产班各设备出现的问题及检修需作的准备工作（2）设备空载联合试运转（表24）项 目要 求开机顺序皮带机转载机前后刮板输送机采煤机依次空载开启试转要求保证各部设备运行正常，发现故障处理好后方可通知开机生产 联系方式通过工作面通讯或电话联系，各岗位均汇报设备正常后生产（3）端部斜切进刀（表25）（详见附图四：采煤机进刀图）。顺序操作过程1采煤机割煤至工作面机头或机尾2采煤机空牵引扫浮煤至工作面端头部位，并沿输送机弯曲段斜切进刀，继续割煤至工作面右端3移直输送机，采煤机空牵引扫浮煤至工作面中部4采煤机自工作面端头部位开始割煤至工作面左端，工作面右半段输送机移近煤壁，恢复初始状态（4）割煤工序（表26）割煤方法双向割煤，采煤机往返一次割一刀，沿运行方向前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤顺序操作工序操作要求1打开喷雾、冷却水喷雾和冷却装置齐全，水压、流量符合规定2启动采煤机先发出开机信号，通知所有人员撤离到安全地点，采煤机附近无人和障碍物后方可开机3调好滚筒位置保证工作面采高，留底0.20.3m，不留伞檐4割 煤经常注意顶底板、煤层、煤质变化和刮板输送机载荷情况，随时调整牵引速度（3m/min）和截割高度（5）移架（表27）移架方式单架依次顺序式支架工作方式及时支护，即采煤机割煤后，滞后采煤机后滚筒23架开始移架顺序操作工序操作要求1收护帮板、伸缩梁和侧护板收伸缩梁，根据顶板煤质情况，不要一次收到位置；收侧护板时，侧护板正下方严禁站人，并以相邻支架间不发生摩擦为准2降 柱以支架顶梁略离顶板为宜3移 架移架要带压擦顶移架，并且做到快、匀、够、正、直、稳4升柱、伸出伸缩梁、打开护帮板、侧护板升柱要做到紧、稳，伸缩梁要顶住煤壁，护帮板要紧贴煤壁，侧护板要紧靠下方支架（6）返空刀（表28）顺序操作工序操作要求1调整滚筒位置保证滚筒有适当的卧底量，保证把底板割平2返空刀时，牵引速度由小逐渐增大严禁一次加大到最高速度3停止采煤机停止采煤机必须停止牵引4关闭供水闸门，断开滚筒离合器及打开隔手柄检修时或长时间停机时，必须将工作面运输巷采煤机开关停电闭锁（7）推移前部刮板输送机（表29）顺序操作工序操作要求1检查机道内是否有杂物发现有杂物，必须及时清理，严格敲帮问顶制度，在前刮板输送机闭锁情况下进行2检查各联接部件是否齐全可靠保证推移安全正常进行3推移刮板输送机从工作面自下而上、自上而下推移，追机推移时应与采煤机保持1215m的距离，各推移千斤顶要协调一致，保持平直，弯曲段长度均不得小于15m4操作结束后手把复位防止继续动作将前部槽顶错口（8）端头维护（表210）顺序操作工序操作要求1拉移过渡架与拉移中间架要求相同2联 网闭锁采煤机、前刮板输送机，严格执行敲帮问顶制度，网要铺平铺展，联网扣距不大于200mm，每扣拧三圈以上。3清 煤必须将刮板输送机头（尾）附近浮煤全部清理干净。4推前刮板输送机机头（尾）检查各联接部位齐全可靠，每次推0.20.3m，保证与中间槽成一条直线5端头维护按规定要求拆除顶帮锚螺母，向前移排头架侧梁，梁下要保持一梁三柱；打好下一循环切顶排戗柱，收出本循环圪窝排柱。支护时柱距0.6m，排距0.8m且要均匀布置。（9）支架放煤（表211）放煤方法三轮分组间隔顺序折返补放放煤步距初次、循环均为0.6m，一刀一放顺序操作工序操作要求1打开支架后喷雾检查喷头有无堵塞和丢失现象，喷雾效果必须良好2收插板严禁架后有人，收插板不可一次收完，控制好放煤量3摆动尾梁随时注意后部槽负荷情况，发现超载立即停止放煤每轮放煤均以支架编号每6架为一组按顺序进行间隔放煤。具体操作步骤如下：（1）第一轮放煤：先选定6架支架为第一组，按顺序先放单号支架上方的顶煤，再放双号支架上方的顶煤，放煤量以不超过本架放煤量的1/3为宜。按此要求放完后，接着按顺序再选6架支架为第二组，按顺序先放单号支架上方的顶煤再放双号支架上方的顶煤，依此类推，向前成组进行放煤。（2）第二轮放煤：当第一轮开始放第二组顶煤时，按照第一轮放煤方法沿第一轮放煤路线开始放第二轮顶煤。该轮每架支架放煤量仍以不超过本架放煤量的1/3为宜，少量见矸后停止本架放煤。（3）第三轮放煤：当第二轮开始放第三组顶煤时，按照第二轮放煤方法沿第二轮放煤路线开始放第三轮顶煤。直至将每架支架上方的顶煤放尽，完全见矸后停止放煤。（10）拉移后部刮板输送机（表212）拉移顺序放煤结束后，从工作面一端开始依次拉回 顺序操作工序操作要求1检查各联接部件是否齐全可靠U形销必须齐全，严禁单插2自上而下或自下而上拉刮板输送机严禁从两头向中间拉，防止弓槽，必须在空载情况下进行拉移刮板输送机，且拉成一条直线3操作结束后手把复位防止继续动作将后部槽拉错口4、放采比工作面采高确定为2.3m，根据煤层实际厚度，考虑留设一定厚度底煤以利于拉架，确定顶煤厚度为2.9m，故平均放采比为：1.26：1，在实际放煤过程中受煤层厚度变化影响，放采比可能存在不确定因素。三、提高回采率（一）提高回采率措施1、工作面回采前，队成立放顶煤提高采出率领导小组，制定出切实可行的奖罚政策，确保综合采出率在88%以上。2、加强放煤工序管理，放顶煤必须坚持三轮间隔放煤的作业方式，严格执行见矸关闭放煤的原则。3、严格按照规定采高和层位进行开采，无特殊地质构造或变化时不得随意改变采高，不得随意调高层位，改变放采比，进而影响回采率。4、工作面收尾时，尽可能少丢煤，减少煤炭损失，提高采出率。5、安排专人清煤，把架前架后、机尾端头、运输巷及转载点的浮煤清净，必须将浮煤清到输送机内。7、施工队组在技术科指导下严格按规定探煤厚，技术科要派专人在现场及时准确地收集顶煤、底煤厚度及相关层位数据，以提供准确可靠的储量依据。（二）煤层探厚方法1、煤层探厚采用锚杆机配合B19中空六方接长式钻杆和28mm双翼钻头湿式钻孔。钻孔时，施工队组要严格按照地测科要求的孔深、角度、孔距、孔数进行施工。2、锚杆机的使用及保养（1）在锚杆机进入施工点前，必须将前刮板输送机、采煤机开关闭锁，采煤机须打开隔离手把。（2）钻孔前，必须认真“敲帮问顶”，保证施工点前后10m范围内支架的初撑力符合要求，用护帮板护好煤帮，并用长柄工具将活煤、矸撬掉，保证工作环境安全。（3）锚杆机抬到施工点后，要保证管线顺畅，各管接头连接规范牢固且不漏液。（4）钻孔时，严禁马达反转，以防钻头损坏，同时，操作者左边严禁站人。（5）每钻一孔，锚杆机支撑缸收缩退回时，必须有副司机扶住主机，以免主机倾倒时伤人毁机。（6）在钻孔过程中，严禁用手扶动钻杆。（7）发生异常情况时，应立即停止钻眼工作，严禁将钻杆直接拔出。（8）在接长式钻杆的接头位置进入孔内之前，要控制锚杆机推力，以免钻杆折断伤人。（9）钻孔结束后，要将锚杆机抬到指定地点并悬挂好，将管线盘好，管接头加盖或包好。（10）有关机具的使用、操作、维护与保养均应按厂家随设备附的说明书或操作指南进行，操作人员必须经过培训合格后方可上岗操作。第三章提高煤质方法1、工作面遇地质变化时，要及时采取措施管理顶板，避免拉槽漏顶事故发生。2、有大块矸石时，各转载环节要及时停机拣出，不得混入煤流中运出。3、两巷废旧钢丝绳、网、棉纱、废旧零件等严禁混入煤流中运出。4、防尘用水应保持喷雾方式，停止生产后，防尘用水要立即关闭。支架液压管路及工作面供水管路出现漏液、漏水现象要及时处理。两巷及工作面积水由专用排水管路排出，不得排入煤流中。5、放顶煤时，放煤工要密切注意放煤情况，放净后及时停止放煤，尽量减少石灰岩放出。6、割煤过程中，司机要严格掌握好层位，严禁割破泥岩。第四章顶板管理及支护一、顶板管理方法工作面采用全部垮落法管理顶板，采用ZF4000/16/26型支撑掩护式液压支架作为基本支架护顶，支架调节后支撑最大高度为2.6米，最小高度为1.6米，如在生产过程中遇特殊变化可重新调节。随着工作面推进，每循环一次，落山顶板垮落一次。二、端头支护1、支护方式工作面端头各采用三架ZFG4800/17/28型过渡架配合单体支柱加型梁支护顶板。2、切顶线支护端头切顶线与支架切顶线齐，切顶线处支设一排点柱，柱距0.6m，在底板上沿切顶排柱，以与排柱间隔的形式支设一排柱头倾向落山的戗柱，角度75°，柱距0.6m，在距切顶排柱工作面侧0.8m再支设一排点柱，柱距0.6m，均匀支设，必须保证支护的数量、质量，与工作面循环同步循环。(备注：两端头过渡架与巷帮距离在回采过程中会发生变化，所以切顶线排柱、戗柱的数量根据实际情况而定)。3、两端头顶板维护在机头、机尾支设两对成走向布置的迈步式型梁，配合单体支柱维护顶板。考虑机头受转载机影响，当支架与转载机工作面侧挡煤板间距500mm时，机头端头处至少支设一对型梁，当支架与转载机挡煤板间距500mm时，机头端头处必须支设两对成走向布置的迈步式型梁。（1）型梁采用“一梁三柱”形式，柱距以不影响刮板输送机正常推移为宜，与排头架相邻的型梁距排头架顶梁以200mm为宜。（2）单体支柱要迎山有力，柱头上方遇顶板不平时，升柱前要在型梁上方加柱帽或道木等，以保证柱子有足够的初撑力。 （3）若两根型梁头间距过大（800mm）时，或与排头架相邻的型梁距排头架顶梁间距过大（800mm）时，必须及时补加带帽点柱或型梁以维护顶板。（4）严禁在端头排头架降架空载状态下移型梁或在型梁收回或支护数量不足状态下拉移排头架。4、特殊支护如果超前支护范围内锚杆、钢带失效较多，造成顶板破碎且下沉量较大，可用梁进行支护，梁平行于巷道方向抬住巷道内钢带，梁保持“一梁三柱”形式。三、两巷超前支护1、超前支护距离超前支护距离不得小于30m；运输巷超前支护要紧跟转载机电机后。2、超前支护形式运料巷采用单体支柱配1米铰接梁和0.5米“十”字梁支护，由上帮到下帮支护形式：“十”字梁铰接梁“十”字梁铰接梁，两个“十”字梁处各架一支柱，下帮一米铰接梁处，架一根支柱。柱距500mm.如果超前支护范围内锚杆，钢带失效较多，造成顶板下沉量增大时，可适当增加支护密度，回风尾巷支护延续超前支护段支护形式，一，二排管理顶板，见二回一。保证后溜子机尾有两排正规梁，如尾端顶板眼里过大可适当增加支护密度，保证支护强度。运输巷超前支护段采用齐梁齐柱式布置，一梁三柱，柱距900mm。型梁平行于巷道进行支护。距两侧0.5米各架一梁，中间梁架设在非行人侧距转载机0.2米处架设。（详见附图五：工作面支护及超前支护图）。3、超前支护工程质量（1）单体支柱必须排成直线，且迎山有力。（2）单体支柱必须挂好防倒链，以防倒柱掉梁伤人，防倒链要挂在型梁上。（3）单体支柱必须穿铁鞋，而且必须加在实底上。（4）单体支柱初撑力不小于50KN（6.4MPa）。（5）单体支柱的三用阀注液口统一朝向落山方向。（6）铰接梁必须接顶严密如果接顶不严，必须用勾木、棚板或柱帽垫平背实。（7）超前支护范围内巷道高度不得低于2.4m，并有不小于0.7m宽的人行道。（8）超前支护范围内无浮煤、杂物和淤泥积水，电缆悬挂整齐。（9）发现漏液或失效支柱要及时更换。（10）回收下的单体支柱放在超前支护范围以外待支护地点。四、工作面两端头排头架至煤柱空顶区支护强度验算根据经验公式，该工作面支柱所支撑的顶板岩层的重量为4-8倍采高上覆岩层的重量，即：P = 48M 式中：P 考虑老顶来压时的支护强度M 采高，M=2.3m 顶板岩石平均容重，煤层有三层夹矸取平均值27kN/m3进行计算。P1= 8×2.3×27 496.8 KN / m2而两端头煤柱至过渡架的3.2m宽、8.3m长巷道中，共有27根顶锚杆、16根锚索对顶板进行支护，锚杆支护强度为130KN/根，则其该处顶板单位面积的支护强度为：P2（130×27）/（3.2×8.3）138.95KN/ m2故该处顶板来压时需要单体支柱的支护强度为PP1 P2496.8138.95357.85KN/ m2（注：端头处锚索对顶板的支护强度忽略不计）根据本规程对端头支护的要求，在端头巷道最大控顶时，至少平均支护25根单体支柱，按单体支柱额定工作阻力300KN/根计算，考虑顶板动压及支柱所受载荷的不均匀性，其对顶板的支护强度为：P柱1.1×25×300/2.5×8.8375 KN/ m2。式中：1.1载荷不均匀系数；由于P<P柱，所以两端头单体支柱支护满足对两端头对顶板的支护要求。五、工作面端头及两巷超前支护地段顶板联网1、采煤机割通端头返刀退至距端头10m外，停机停溜开始铺网，网卷长边平行于工作面对接，使用单道双股联网丝，一扣拧三圈以上，扣距200mm。未铺网区域必须伸出支架前梁对顶板进行支护，如伸出前梁支护后，端面距仍超过规定，可贴煤帮加戴帽点柱进行维护，采煤机到达之前回掉该贴帮支柱。待铺网结束后，铺网的工作人员向采煤机、溜子司机发出开机信号，方可开机开溜正常作业。2、工作面端头铺网范围：机头 过渡1#架过渡3#架 机尾 过渡4#架过渡6#架网卷规格：经纬网，规格为6×1m。3、超前支护联网时，巷道侧短边与巷道顶网联在一起后，用工作面型接梁压紧，网卷短边距工作面排铰接梁200mm左右，剩余网卷吊挂在煤帮上；工作面侧短边压在邻架顶梁上。联网时使用单道双股联网丝，一扣拧三圈以上，扣距200mm。4、在作业前闭锁前刮板输送机、采煤机开关，必须执行“敲帮问顶”制度。将顶板和煤帮的活煤、活矸撬掉，确保作业地点安全后方可进行联网作业。六、特殊条件下的顶板支护 （一）初次来压及周期来压期间顶板管理1、工作面初采前，必须按规程要求支设好超前支护。2、初采、初放期间，各有关部门要派专人到现场跟班监督，严把支护质量和工程质量关，发现问题及时处理。3、来压期间，采高严格控制在2.3m，不得超高，必要时可适当降低采高，确保安全生产。4、必须保证泵站及支架液压系统无跑冒滴漏现象，泵站压力不小于31.5MPa，支架初撑力不小于24MPa。5、必须加强端头及两巷超前支护，保证安全出口畅通。超前支护距离可根据矿压显现情况适当加长。6、工作面支架要随采煤机割煤后及时拉出，并保证前梁接顶严密，若煤壁片帮严重或顶板较为破碎，应在前滚筒割过煤后及时伸出伸缩梁护顶，追机打开护帮板护帮。必要时应在割煤以前超前拉架。如超前拉架后端面距仍超过规定，应在支架前梁上挑棚板支护。7、来压期间，应积极组织，加快工作面推进度，以尽快摆脱压力影响。8、必须保证工作面直线度及层位，以防产生局部应力集中。（二）工作面发生拉槽、冒顶事故时的顶板管理1、首先及时将拉槽、冒顶处两边缘支架伸缩梁伸出并严密接顶，必要时将支架超前拉出，或在煤帮平行于工作面支设大梁，以防事故向两边扩展。2、在拉槽、冒顶地段，先在煤帮挖好柱窝，视拉槽、冒顶的长度平行于工作面交错支设3.6m梁，然后垂直煤壁在梁上用棚板勾顶，棚板一端支在支架前梁上，另一端支在梁上，待支架拉出挑住梁后再回掉单体支柱。七、支架选型计算1、支架技术参数工作面使用的支架为：ZF4000/16/26型中间架ZFG80017/28型过渡（排头尾）架（6组），其主要技术性能见表。ZF4000/16/26型支架技术性能表额定工作阻力4000KN额定供液压力30MPa额定初撑力3192KN支架最高/最低高度2600/1600mm支架中心距1.5m支架宽度1420mm支护面积13.6m对底板平均比压1.4 MPa拉架力483KN操纵方式本架推溜步距600mm支架平均支护强度0.73 MPa适应煤层倾角100ZF4800/17/28型过渡支架技术性能表额定工作阻力4800KN额定供液压力30MPa额定初撑力3992KN支架最高/最低高度2800/1700mm支架中心距1.5m支架宽度1420mm支护面积13.6m对底板平均比压1.5 MPa拉架力513KN操纵方式本架推溜步距600mm支架平均支护强度0.93 MPa适应煤层倾角1002、支架选型设计设计维持现工作面顶板管理方式不变，即工作面顶板采用全部跨落法管理。利用现有ZF4000/16/26低位放顶煤液压支架。 现对液压支架支护强度校核如下：（1）根据回归经验公式qH=9.768KM0.212式中：qH支护强度，Pa；K备用系数，1.3；M煤层最大高度，取5.2m；2顶板岩石容重，煤层含三层夹矸,取平均值为27kN/m3。qH =9.768KM0.212=9.768×1.3×5.70.21×27=607.3KPa=0.607(MPa)根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.607MPa。（2）按估算法确定支架支护强度支架支护强度按下列计算g=Kd(g冒+g顶)式中：g支架支护强度，kN/m2；Kd动载系数，取1.5；g冒冒落带自重应力，g冒=r1h；h=M工作面采高，2.3m；岩石初期碎胀系数，1.25；r1上覆岩层容重，27000 N/m3；g冒=9.8×27000=264600N/m3；g顶顶煤自重应力g顶=Mdr2=3.32×1.34×1000×9.8=43598.24N/m2；Md放顶煤厚度，3.32m；g=1.5×(264600+43598.24)=462297.36N/m2=0.46MPa根据估算法支架支护强度为0.46MPa。根据上述两种方法计算，取其最大值0.607MPa，即要求所选液压支架支护强度应不低于0.607÷85%=0.71MPa(85%为支架支护强度利用率)，设计利用现有的ZF4000/16/26型低位放顶煤液压支架，其支护强度为0.73MPa0.71MPa，符合要求，ZF4800/17/28型低位放顶煤液压支架，其支护强度为0.93MPa0.71MPa，符合要求3、最大最小控顶距ZF4000/16/26液压支架的最大、最小控顶距：最大控顶距：H大=2850+1400+600+350=5200mm最小控顶距：H小=2850+1400+350=4600mm式中：顶梁长：2850；前梁长：1400；梁端距：350；滚筒截深：600。（见附图六：工作面最大、最小控顶距示意图）。八、支护监测为了掌握顶板活动规律，保证工作面安全生产，在工作面每架安设一块压力表，对工作面液压支架初撑力及工作阻力进行实时动态监测。要通过对观测记录下来的数据进行技术分析和处理，总结出顶板活动规律及支架与顶板相互作用的机理，根据观测结果及时采取相应措施，更好地指导生产。压力表要有专人每天检查，发现漏液或损坏要及时更换。工作面两巷超前支护初撑力不低于50KN，支架初撑力不低于24Mpa。九、两巷维修措施两巷采用锚杆、锚索、钢带联合支护，因工作面上方为实体煤，顶板矿山压力显现不明显。在回采过程中，要设专人经常检查两巷支护情况，如发现有锚杆、钢带失效较多，局部顶板下沉量明显增大，应及时采取加强支护措施。第五章“一通三防”与安全监控一、通风系统（见附图七：通风系统图）工作面采用一进一回的“U”型通风方式1、 新鲜风 ：地面 主斜井 主井皮带下山 上仓皮带巷 1511中间巷 1511材联巷 1511运输巷 1511工作面地面 副斜井 井底车场 上仓皮带巷 1511中间巷 主井皮带下山 1511材联巷 1511运输巷 1511工作面2、污风：1511工作面 1511材料巷 总回风巷 回风井 地面 二、风量计算因1511工作面采用“U”型通风，所以工作面所需风量计算如下：（1）按气象条件计算Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温式中 Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；Q基本=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（不小于1.0m/s）K采高采煤工作面采高调整系数K采面长采煤工作面长度调整系数K温采煤工作面温度与对应风速调整系数Q采=（60×4.9×2.3×70%×1.5）×1.5×1.0×1.0=1065m3/min（2）按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×KCH4式中 Q采回采工作面实际需要风量，m3/min；q采回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min，根据矿井瓦斯涌出量预测报告计算工作面正常生产情况下风排瓦斯量为8.7m3/min；采面瓦斯涌出不均衡通风系数（正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。Q采=100×8.7×1.2=1044m3/min（3）按工作面温度选择适宜的风速进行计算Q采=60×V采×S采式中 Q采采煤工作面实际需要风量，m3/min；V采采煤工作面风速，取1.5m/s；S采采煤工作面的平均断面积，11.27m2。Q采=60×11.27×1.5=1014m3/min （4）按采煤工作面同时作业人数计算Q采 >4N式中 4每人供风量不小于4m3/min；N采煤工作面同时作业最多人数。Q采=4×30=120m3/min（5）按采煤工作面风速进行验算15S采<Q采<240S采式中 S采采煤工作面平均断面积，m3/min。169m3/min<Q采<2705m3/min经计算，确定1511工作面需要风量为1065m³/min三、通风设施1511材、运两巷分别与材联巷相通，在运料巷内设两道风门隔断与材联巷的风流，两道风门都必须安装风门联锁装置；在材料巷出煤联巷设两道风门隔断与六采回风巷的风流。四、瓦斯传感器的布置1、监控分站安设位置及供电情况监控分站安设位置：1511工作面安设有监控分站1台，型号为KJ70-F，监控电源箱1台，型号为KDW17，均安设在1511运料巷风门以外的进风流中。供电情况：监控电源输入取自交流电660V监控专用开关，经多路电源输出DC18 V供给KJ70-F监控分站，再由分站连接运输、运料两巷的各类传感器，监控电缆线型号PUYV1×4×7/0.43,共计5200米。监控分站传输主线由地面中心站直接到1511工作面各类传感器所在的监控分站，监控分站连接馈电开关并和1511工作面总电源开关相连接。一旦传感器显示的数值达到设定的断电值以上时，立即实现1511工作面断电。2、传感器数量、布置情况：1511工作面共计安设各类传感器12台。A.高低浓甲烷传感器5个，型号GJC4/100，垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并应不影响行人和行车，安装维护方便。1511工作面1个（甲烷传感器编号：T1）1511工作面支架下2个，分布在支架下（甲烷传感器编号：T1）。1511工作面上隅角1个（甲烷传感器编号：T0）1511工作面回风巷1个，距15#煤回风巷10m-15m处（甲烷传感器编号：T2）B.温度传感器2个，型号为KGW5，垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并应不影响行人和行车，安装维护方便。1511工作面上隅角1个1511工作面回风巷1个，距15#煤回风巷10m-15m处C.一氧化碳3个，型号为GTH1000，垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷壁不得小于200mm，并应不影响行人和行车，安装维护方便。1511工作面上隅角1个1511工作面回风巷1个，距15#煤回风巷10m-15m处1511工作面运输巷皮带机头1个，皮带机头下风侧10m-15m处D.烟雾传感器1个，型号为GQL0.1，垂直悬挂在巷道皮带上方。1511工作面运输巷皮带机头1个，皮带机头下风侧10m-15m处（见附图八：监测监控图）工作面传感器位置、报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围序号类型地点编号数量报警浓度断电浓度复电浓度断电范围1甲烷工作面T110.8%CH41.2%CH4<0.8%CH4工作面及其进、回风巷内全部非本质安全型电气设备2上隅角T010.8%CH41.2%CH4<0.8%CH43回风口T210.8%CH40.8%CH4<0.8%CH44支架中T120.8%CH41.2%CH4<0.8%CH45一氧化碳上隅角124ppm- - - - - - -6回风口124ppm- - - - - - -7运输巷皮带机头124ppm- - - - - - -8温度上隅角130- - - - - - -9回风口130- - - - - - -10烟雾运输巷皮带机头1- - - - - - - - -3、传感器管理A.井下安全使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由本队的区队长，班组长负责管理和使用。B.随着工作面向外推进，工作面和上隅角的各传感器由综采队当班班长负责向外移设，监控专业人员、通风人员负责监督检查。五、1511工作面抽放方法1、抽放方法根据1511工作面实际瓦斯情况，采用运料巷和运输巷本煤层瓦斯抽放、运料巷高位钻孔抽放和14#煤高位钻场抽放及采空区埋管抽放。（1）、本煤层瓦斯抽放 1511运料巷本煤层瓦斯抽放在1511运料巷下帮施工钻孔，钻孔从1511运料巷口依次往里布置。钻孔间距为3米，孔高1.5米，共施工244个钻孔，编号从1511运料巷口往里依次为1#-244#，1#钻孔在停采线位置施工。开孔使用89mm的钻头，孔径89mm。根据底板等高线图，钻孔施工角度平行于煤层倾角，初定煤层倾角为-13°。在具体施工过程中可根据实行情况做相应的调整，保证钻孔孔体位于煤层内。具体钻孔参数如下：钻孔编号方位角（°）倾角（°）钻孔间距（m）孔高（m）孔深（m）1281-1331.51102281-1331.5110